CN105063354B

CN105063354B - 一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法

Info

Publication number: CN105063354B
Application number: CN201510507470.1A
Authority: CN
Inventors: 王云; 孙留根; 黄海辉; 常耀超; 靳冉公
Original assignee: Beijing General Research Institute of Mining and Metallurgy
Current assignee: Beijing General Research Institute of Mining and Metallurgy
Priority date: 2015-08-18
Filing date: 2015-08-18
Publication date: 2018-08-14
Anticipated expiration: 2035-08-18
Also published as: CN105063354A

Abstract

一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，涉及一种难处理金矿锑、砷、金分离提取的方法。其特征在于其回收过程的步骤包括：(1)在碱性条件下，添加硫化钠，进行锑浸出；(2)将浸出液进行电积获得阴极锑液；(3)将浸出渣进行洗涤，洗涤后液添加浓硫酸沉锑；(4)将浸出渣进行焙烧脱砷、脱硫，使砷硫进入烟气，烟气激冷结晶回收三氧化二砷，收砷后烟气制酸；(5)分离提取锑、砷、硫后的焙烧渣中的金银。本发明的方法专门针对含砷、含锑难处理金矿，有效解决了砷锑对贵金属回收率的影响，采用选择性浸出解决砷锑难以分离的难题，不仅综合回收锑、砷、硫等有价元素，而且提高了金银回收率，该技术原料适应性强、工艺流程简短、能耗低。

Description

一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法

技术领域

一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，涉及一种难处理金矿锑、砷、金分离提取的方法。

背景技术

对于含锑的矿物，锑处理主流的方法是火法炼锑。湿法浸出电积工艺在上世纪70年代锡矿山曾经尝试过，由于生产成本高于火法炼锑，后来放弃。但以上方法适用于含锑大于40％的锑精矿，对于低含锑矿物处理还没有成熟的工艺技术。

目前，还没有成熟的技术处理针对含砷、含锑金矿，由于锑的存在严重影响Au、Ag的浸出和回收率，而砷、锑物理化学性质相近，二者很难有效分离，砷锑混合物价值不高，因此在焙烧脱砷前、提取Au、Ag前须先分离锑，否则锑和砷一起进入烟气中，一起冷凝结晶更难分离，金锑高温下生成化合物金更难以回收。

现有技术中通常采用两段沸腾焙烧-焙砂、加压浸出、生物氧化浸出处理难处理金矿，消除含砷含碳等因素对矿石的影响；但是对于含锑金精矿，目前的技术无法消除锑对Au、Ag浸出率的影响，目前还没有较好的方法除去。

金精矿的预处理除锑，北京矿冶研究总院的王成彦教授采用矿浆电解法除锑，该方法采用的是氯化体系电积，在阴极析出金属锑，电积后的金精矿中的氯离子洗涤干净，否则在金精矿焙烧过程中Au容易和氯结合挥发进入烟气而造成Au的损失，且氯化物易造成设备腐蚀。除了此方法外目前还没有其它相关报道。

七十年代锡矿山采用硫化钠体系碱性浸出，浸出液电积是针对高含锑矿进行的，一般含锑在50％左右，无法直接应用于低含锑矿物的分离提取。

发明内容

本发明的目的就是针对上述已有技术存在的不足，提供一种针对能对含砷、含锑难处理金矿，有效提高砷、锑、硫、金、银的综合回收率的含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法。

本发明的目的是通过以下技术方案实现的。

一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于其回收过程的步骤包括：

(1)将含砷、含锑难处理金精矿，在碱性条件下，添加硫化钠，进行锑浸出；

(2)将浸出矿浆液固分离的浸出液，进行电积获得阴极锑，电积贫液返回步骤(1)作浸出液；

(3)将浸出矿浆液固分离的浸出渣，进行洗涤，洗涤后液添加浓硫酸沉锑，沉锑后液返回作洗涤液，沉锑渣返回步骤(1)进行浸出；

(4)将浸出渣进行焙烧脱砷、脱硫，使砷硫进入烟气，烟气激冷结晶回收三氧化二砷，收砷后烟气制酸；

(5)分离提取锑、砷、硫后的焙烧渣中的金银。

本发明的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于所述的含砷、含锑难处理金矿的含锑重量为2％～30％。

本发明的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于所述的步骤(1)的锑浸出过程的浸出体系中的硫化钠浓度在50g/L～120g/L，苛性钠的浓度在10g/L～100g/L，浸出时间为15min～180min，浸出温度在20℃～95℃。

本发明的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于所述的步骤(2)的锑浸出电积溶液温度为40-60℃，电积前所采用电解液Na₂S浓度20-80g/L，NaOH浓度20-130g/L，锑离子浓度15-100g/L；电积后锑浓度＜15g/L，NaOH浓度20-50g/L，Na₂S浓度50-170g/L，槽电压2-3v，阴极电流密度50-300A/m²，阳极电流密度800-1500A/m²。

本发明的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于所述的步骤(2)的电积液经净化除杂后再返回步骤(1)作浸出液的，其净化除杂过程是电积液进行冷却，使溶液中的硫酸钠、硫化钠结晶析出，且除杂池内设铁质短棒加快结晶；或将电积液在负压下沸腾蒸发，蒸发吸热使溶液降温，同时浓缩电解液使溶液中硫酸钠和硫化钠结晶析出分离。

本发明的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于所述的步骤(3)的浸出矿浆液固分离的浸出渣，进行洗涤的洗涤水液固重量比为1—5，pH值8—14，温度20—95℃。

本发明的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于所述的步骤(3)的洗涤后液添加浓硫酸至pH值为3-5，沉锑后液返回作洗涤液，沉锑过程微负压操作，温度为10-60℃。

本发明的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于所述的步骤(3)的沉锑渣返回浸出过程，是在Na₂S浓度为50-160g/L，NaOH浓度为40-80g/L的混合溶液中进行的，浸出温度20-95℃，微负压操作。

本发明的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于加浓硫酸沉锑，以及在沉锑渣溶解时，产生H₂S气体通过引风机进入洗涤塔吸收。

本发明的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于所述步骤(4)的浸出渣进行焙烧脱砷、脱硫过程先采用弱氧化焙烧脱砷，供给理论空气量的80％-90％，焙烧温度550-600℃；然后进一步氧化焙烧脱硫，供给理论空气量的110％-130％，焙烧温度680-700℃。

本发明的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于所述步骤(4)的回收三氧化二砷过程是烟气经喷雾塔骤冷降温到120-140℃，烟气中的As₂O₃由气态转变成固态形成As₂O₃晶粒，含砷烟尘以干粉形态进入布袋捕收；硫的回收采用烟气制酸。

本发明的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于所述步骤(5)的采用氰化浸出-锌粉置换-金银精炼获得金银锭。

本发明的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，针对含砷、含锑难处理金矿，有效解决了砷锑对贵金属回收率的影响，采用选择性浸出解决砷锑难以分离的难题，不仅综合回收锑、砷、硫等有价元素，而且提高了金银回收率，该技术原料适应性强、工艺流程简短、能耗低。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，(1)以含砷、含锑难处理金精矿为原料，首先在碱性条件下，添加硫化钠，控制条件选择性浸出锑。(2)浸出矿浆液固分离，浸出液电积获得阴极锑，电积贫液返回浸出工段循环使用，并对电积贫液净化除杂。(3)浸出渣洗涤，洗涤液添加浓硫酸沉锑，沉锑后液返回洗涤循环使用，沉锑渣返回浸出。(4)然后对浸出渣焙烧脱砷、脱硫，使砷硫进入烟气，烟气激冷结晶回收三氧化二砷，收砷后烟气制酸。(5)回收锑、砷、硫后的金精矿常规方法提取金银；从而实现锑、砷、硫及金银的高效分离回收。

步骤一中所述含砷、锑金精矿，含锑在2％～30％之间，含砷1％～6％，浸出前调浆至浓度20％-60％，所用溶剂主要为硫化钠和苛性钠混合液，Na2S浓度控制在20g/L-130g/L，NaOH浓度控制在20-60g/L，温度控制在20-100℃，浸出时间0.2-3h，精矿中的硫化锑和氧化锑易与Na₂S发生反应，生成水溶性化合物硫代亚锑酸钠(Na₃SbS₃)，锑主要以硫代亚锑酸钠形态进入浸出液。反应为：

Sb₂S₃+3Na₂S＝2Na₃SbS₃

Sb₂O₃+6Na₂S+3H₂O＝2Na₃SbS₃+6NaOH

锑精矿中的其他伴生金属，如铝、铁、铜、锌、铋、钼、镉、银和金以及以毒砂(FeAsS)形态存在的砷，在硫化碱溶液中溶解度极小，富集于浸渣中，从而实现砷、锑分离。

步骤二中液固分离后，浸出液净化后采用电积方法获得阴极锑，采用不溶阳极，在直流电作用下使锑精矿碱浸出液中的锑离子被还原沉积在阴极上的过程。

电解沉积原理

在阴极发生Sb₃ ^3一被还原成金属的反应(-0.9V)：SbS₃ ^3-+3e→Sb+3S^2-

在阳极发生生成氧和水的反应：4OH^--4e→2H₂O+O₂↑

总反应为：2Na₃SbS₃+6NaOH＝2Sb+6Na₂S+3H₂O+3/2O₂↑

所述的电积前锑离子浓度15-100g/L，NaOH浓度20-130g/L，Na₂S浓度20-80g/L，电积后锑浓度＜15g/L，NaOH浓度20-50g/L，Na₂S浓度50-170g/L，槽电压2-3v，阴极电流密度50-300A/m²，阳极电流密度800-1500A/m²，电解液温度40-60℃。

所述电解槽材质为塑料，阴阳级材质均为碳钢。

电积贫液在返回浸出工段，生产过程中硫化钠、亚硫酸盐，硫代硫酸盐等杂质离子浓度逐渐升高，需定期分离减少杂质离子危害，净化的方法一是采用自然降温结晶，40-60℃的电解液抽出室外，自然冷却使溶液中的硫酸钠、硫化钠等结晶析出，上清液返回；二是真空蒸发结晶，电解液在负压下沸腾蒸发，蒸发吸热使溶液降温，同时浓缩电解液使溶液中硫酸钠和硫化钠结晶析出，去除该类离子影响。

步骤三所述的浸出滤饼洗涤-洗涤液再生，滤饼的洗涤水含锑，这部分含锑溶液如果进入浸出电积系统，会造成浸出电积系统水不平衡，影响生产工艺；为了回收洗涤液中的锑和洗涤水平衡问题，所述专利技术采用洗涤液添加硫酸沉淀锑等有价金属，沉锑后溶液返回洗涤，沉锑渣作为锑精矿外售，由于价值低外售不合适，采用添加电积贫液溶解沉锑渣中的锑，并和含锑金矿一起进入锑浸出电积系统。从而实现了，洗涤液中锑的回收，也解决了滤饼洗涤带来的水平衡问题。

硫代亚锑酸钠(Na₃SbS₃)与酸反应生成硫化锑沉淀形成锑精矿。其主要的反应如下：

2Na₃SbS₃+3H₂SO₄＝3Na₂SO₄+Sb₂S₃+H₂S

所述的滤饼洗涤水液固比为1-5，pH值8-14，温度20-95℃；所述的洗涤后液添加硫酸沉锑，沉锑pH值为3-5；反溶所用药剂Na₂S浓度为50-160g/L，NaOH浓度为40-80g/L。

在加酸沉淀硫化锑，以及在硫化锑精矿添加Na₂S和NaOH溶液溶解时，负压操作，产生的H₂S气体通过引风机进入洗涤塔吸收，吸收剂为氢氧化钠。

步骤四对脱锑后的金矿，先采用弱氧化焙烧脱砷，供给理论空气量的80-90％，焙烧温度550-600℃；然后脱砷后的焙砂进一步氧化焙烧脱硫，供给理论空气量的110-130％，焙烧温度680-700℃。

焙烧过程的主要反应如下：

4FeS₂+11O₂＝2Fe₂O₃+8SO₂

6FeAsS+14.5O₂＝2Fe₃O₄+3As₂O₃+6SO₂

6FeAsS+15O₂＝3Fe₂O₃+3As₂O₃+6SO₂

2Fe₃O₄+0.5O₂＝3Fe₂O₃

2As₂O₃+2O₂＝2As₂O₅

SO₂+0.5O₂＝SO₃

CaCO₃＝CaO+CO₂

MgCO₃＝MgO+CO₂

焙烧后烟气经收尘设备收尘降温后，经喷雾塔骤冷降温到120℃，烟气中的As₂O₃由气态转变成固态形成As₂O₃晶粒。120℃时，As₂O₃饱和蒸汽压仅2×10^－3mmHg，气态中As₂O₃含量理论值为23mg/m³，降温沉砷彻底。喷雾塔喷水采用气助式雾化枪雾化，水雾平均粒度在30μm以下，雾化效果好，汽化速度快，确保含砷烟尘以干粉形态进入布袋捕收。布袋材料耐温耐酸，正常使用温度可达190℃，收砷效率可达99％以上，捕收彻底。

脱砷后烟气去常规制酸，脱除烟气中的SO₂，达标排放；脱锑、砷、硫后的焙砂去常规金银提取车间，获得金银锭。

本发明的方法，实现含砷含锑难处理金矿的，锑、砷、硫、Au及Ag的梯级回收，砷锑分离彻底，贵金属回收率高，操作环境好，实现了资源的综合利用。

为了更清楚地说明本发明实施例的技术方案，下面将对实施例描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域的普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他附图。

下面结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明的保护范围。

本发明实施例以一种含砷含锑难处理金精矿为原料，采用湿法浸出分离提取锑、弱氧化焙烧脱砷、烟气喷雾骤冷回收砷、净化制酸、从而提高金、银回收率的方法。下面将结合附图对本发明实施例作进一步地详细描述，如图1所示为本发明实施例所提供一种含砷、含锑难处理金矿梯级回收的方法流程示意图，所述方法包括：

步骤1：针对含砷、含锑金精矿进行选择性浸出提取锑，规模为300t/d，以含锑金精矿为原料，含锑约4.28％，用电积贫液将原料调浆至矿浆浓度50％，调整浸出液中Na₂S浓度约80g/L，NaOH浓度约20g/L，浸出时间30分钟，温度90℃，然后进行固液分离，获得除锑后金精矿滤饼约11.5t/h(干矿)，滤饼送后续工段提取金、银。所得锑浸出液约12.5m³/h送步骤2处理。

步骤2：步骤二中液固分离后，经过40m2压滤机净化，净化后的浸出液进行电积，电积前锑离子浓度50g/L，NaOH浓度120g/L，Na₂S浓度40g/L，电积后锑浓度＜12g/L，NaOH浓度30g/L，Na₂S浓度90g/L，槽电压2-3v，阴极电流密度275A/m²，阳极电流密度1100A/m²，电解液温度52℃。

1m³/h电积贫液连续采用冷冻结晶法去除溶液中多余的硫化钠、硫酸钠等杂质离子影响。

步骤3：滤饼的洗涤水循环利用，洗涤液固比为1：1，温度70℃，洗涤后滤液添加硫酸，沉锑pH值为4；反溶所用药剂Na₂S浓度为120g/L，NaOH浓度为50g/L。

步骤4：脱锑后的金矿，先采用弱氧化焙烧脱砷，焙烧温度580℃；然后脱砷后的焙砂进一步氧化焙烧脱硫，焙烧温度690℃。烟气经收尘设备收尘降温后，经喷雾塔骤冷降温到130℃，烟气中的As₂O₃由气态转变成固态形成As₂O₃晶粒，含砷烟尘以干粉形态进入布袋捕收。

脱砷后烟气去常规制酸，年产酸80kt/a，达标排放；脱锑、砷、硫后的焙砂去常规金银提取车间，获得金银锭。

综上所述，本发明实施例所提供的工艺方法专门针对含砷含锑难处理金矿，该技术实现含砷含锑难处理金矿的，锑、砷、硫、Au及Ag的梯级回收，砷锑分离彻底，贵金属回收率高，操作环境好，原料适应性强、工艺流程简短、能耗低，实现了资源的综合利用。

以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明披露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。

Claims

1.一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于其回收过程的步骤包括：

锑浸出过程的浸出体系中的硫化钠浓度在50g/L～80g/L，苛性钠的浓度在10g/L～100g/L，浸出时间为15min～180min，浸出温度在20℃～95℃；

(2)将浸出矿浆液固分离的浸出液，进行电积获得阴极锑，电积贫液返回步骤(1)作浸出液；锑浸出电积溶液温度为40-60℃，电积前所采用电解液Na₂S浓度20-80g/L，NaOH浓度20-130g/L，锑离子浓度15-100g/L；电积后锑浓度＜15g/L，NaOH浓度20-50g/L，Na₂S浓度50-170g/L，槽电压2-3v，阴极电流密度50-300A/m²，阳极电流密度800-1500A/m²；

(3)将浸出矿浆液固分离的浸出渣，进行洗涤，洗涤后液添加浓硫酸沉锑，沉锑后液返回作洗涤液，沉锑渣返回步骤(1)进行浸出；所述的沉锑渣返回浸出过程，是在Na₂S浓度为50-160g/L，NaOH浓度为40-80g/L的混合溶液中进行的，浸出温度20-95℃，微负压操作；

所述的浸出渣进行焙烧脱砷、脱硫过程先采用弱氧化焙烧脱砷，供给理论空气量的80％-90％，焙烧温度550-600℃；然后进一步氧化焙烧脱硫，供给理论空气量的110％-130％，焙烧温度680-700℃；

(5)分离提取锑、砷、硫后的焙烧渣中的金银；

所述的含砷、含锑难处理金矿的含锑重量为2％～4.28％。

2.根据权利要求1所述的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于所述的步骤(2)的电积液经净化除杂后再返回步骤(1)作浸出液的，其净化除杂过程是电积液进行冷却，使溶液中的硫酸钠、硫化钠结晶析出，且除杂池内设铁质短棒加快结晶；或将电积液在负压下沸腾蒸发，蒸发吸热使溶液降温，同时浓缩电解液使溶液中硫酸钠和硫化钠结晶析出分离。

3.根据权利要求1所述的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于所述的步骤(3)的浸出矿浆液固分离的浸出渣，进行洗涤的洗涤水液固重量比为1—5，pH值8—14，温度20—95℃。

4.根据权利要求1所述的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于所述的步骤(3)的洗涤后液添加浓硫酸至pH值为3-5，沉锑后液返回作洗涤液，沉锑过程微负压操作，温度为10-60℃。

5.根据权利要求1所述的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于加浓硫酸沉锑，以及在沉锑渣溶解时，产生H₂S气体通过引风机进入洗涤塔吸收。

6.根据权利要求1所述的一种含砷、含锑难处理金矿的梯级回收方法，其特征在于所述步骤(4)的回收三氧化二砷过程是烟气经喷雾塔骤冷降温到120-140℃，烟气中的As₂O₃由气态转变成固态形成As₂O₃晶粒，含砷烟尘以干粉形态进入布袋捕收；硫的回收采用烟气制酸。